ПЗ ОКОНЕШНИКОВ 2017 (Проект производства работ на сооружение земляного полотна участка новой железнодорожной линии Беркакит-Томмот-Кердем (400-429 км), страница 18

Продолжительность производства работ на объекте принимается по календарному графику.

Трудоёмкость единицы продукции на конечный измеритель объёма работ (1000 м³ грунта) определяется по формуле

Q_e = ∑Q_i / 0,001V, (4.10)

где Q_i – трудоемкость отдельного i -го процесса, чел.-дн.; V – объём грунта на участке земляного полотна, м³.

Выработка на одного рабочего (на 1 чел.-дн.), м³, по смыслу есть величина, обратная трудоемкости единицы работ:

В = V / Q. (4.11)

Результаты расчетов приведены в таблице 4.15

Таблица 4.15 – Технико-экономические показатели

5 ТЕХНИЧЕСКАЯ ДЕТАЛЬ

5.1 Проектирование буровзрывных работ

5.1.1 Выбор технологической схемы разработки скальной выемки

При рыхлении пород для разработки скальных железнодорожных выемок. Наиболее широко применяют скважинные заряды. Шпуровые заряды применяют при планировочных и зачистных работах, отработке зачистного слоя, дробление негабарита и т.д.. При проектировании следует стремится к максимальному сокращению объёмов породы, взрываемых шпуровыми зарядами, так как затраты труда при этом возрастают в 4-5 раз по сравнению со скважинным методом.

Разработку и погрузку взорванной породы осуществляем экскаваторами – прямая лопата с ковшом 1,0 метр кубический. Разрабатываемый грунт относится к VIII группе.

К степени дробления взорванной массы предъявляем следующие требования: габаритный кусок породы не должен превышать 2/3 ширины ковша прямой лопаты. Выход негабарита при рыхлении грунта зависит от выбранного метода ведения взрывных работ и ёмкости ковша экскаватора, в нашем случае он равен 15%.

Для получения проектного очертания выемки и максимального снижения объёма подчистных работ при разработке выемки высота взрываемого слоя породы должна быть не более 8 метров.

Первым этапом подготовим технологическую площадку для работы буровой машины. Для этого потребуется отбойка выступов и уположение уклонов на поверхности разрабатываемого массива методом шпуровых зарядов. Объём взрываемого грунта, требуемого для выравнивания технологической площадки, незначителен (10-15 ), а точные геометрические параметры взрываемых выступов и неровностей не известны. Исходя из выше изложенного, делаю вывод, что расчет буровзрывных работ на расчистку технологической полки в данном проекте делать не целесообразно и невозможно. Все расчеты производит мастер взрывных работ непосредственно на строительном объекте.

Вторым и третьим этапом выполняем разработку соответственно первого и второго яруса разрабатываемого массива (рисунок 5.1). Разработку ведем взрыванием на рыхление, методом скважинных зарядов. Расчет буровзрывных работ на этих этапах приведен ниже.

Четвертым этапом ведется разработка камне улавливающей траншеи (рисунок 5.1) методом шпуровых зарядов. Расчет буровзрывных работ изложен ниже.

Рисунок 5.1 Схема поярусной разработки скального массива

5.1.2 Вид и удельный расход взрывчатого вещества

Повышению полезной работы взрыва способствует правильный выбор ВВ. При выборе ВВ следует учитывать физико-механические свойства взрываемых горных пород, наличие грунтовых вод, характеристики ВВ и возможность механизации заряжения подготовительных выработок.

Для производства взрывных работ в строительстве могут применяться ВВ I и II классов.

Для взрывания на рыхление скальных пород VIII группы и механизированного пневмозаряжания используем ВВ гранулит АС-8В. гранулит АС-8В относится к первому классу ВВ; относительно водоустойчив, не теряет своих свойств в течении 2-4 часов; упакован в мешки с полиэтиленовым вкладышем; плотность заряжания 0,98 .

Основным параметрам, характеризующим эффективность использования ВВ при производстве взрывных работ, является расчетный удельный расход .

Величина определяется по удельному расходу эталонного ВВ

( ), в качестве которого используют аммонит №6 ЖВ, =0,5 .

, (5.1)

где: Квв – переводной коэффициент (0,9).

.

5.1.3 Диаметр скважины и тип бурового станка

Диаметр скважины определяет остальные параметры буровзрывных работ. При этом необходимо учитывать, что при зарядах малого диаметра степень дробления пород выше, чем при взрывах зарядов большого диаметра.

Экономическая целесообразность применения скважин различного диаметра определяется стоимостью и производительностью бурения станков различного диаметра. По этим показателям – преимущество за станками большого диаметра. Таким образом, выбор диаметра скважин означает выбор бурового оборудования.

С учетом изложенного диаметр скважины (мм), отвечающий условию равенства производительности бурового станка и экскаватора (по горной массе) определим по формуле

, (5.2)

где d – диаметр скважины, мм;

q – ёмкость ковша, м.

мм.

Для бурения вертикальных и наклонных шпуров и скважин диаметром 76; 97; 105 мм в скальных грунтах предназначена буровая машина на тракторном ходу БТС-М, имеющая два рабочих органа для шарошечного и резцового вращательного инструмента (рисунок 5.2).

5.1.4 Глубина скважины

Глубину скважины определяют с учетом переруба, принимаемого для трудно взрываемых пород 14 диаметров заряда

, (5.3)

где: К_пер – относительная длина переруба, выраженная в диаметрах заряда;

d₃ – диаметр скважинного заряда, мм;

Диаметр скважинного заряда определим по формуле

, (5.4)

где - коэффициент разбуривания скважины при переходе от диаметра скважины к диаметру заряда, равен 1,03;

d – расчетный диаметр заряда.

Рисунок 5.2. Буровая машина на базе трактора БТС-М

мм;

м.

Глубину скважины определим по формуле

, (5.5)

где Н_ср – средняя глубина яруса = 4,5м.;

l_пер – глубина переруба.

м.

5.1.5 Расчетная линия сопротивления

Для размещения скважинных зарядов на поперечных профилях выемки необходимо знать расстояния между зарядами. Эти расстояния устанавливают в зависимости от величины расчетной линии наименьшего сопротивления Wр.

Линия наименьшего сопротивления по длине выемки переменная. Поэтому в расчетах используется линия наименьшего сопротивления по среднему сечению выемки. Для её определения используют формулу

; (5.6)

где: - отношение высоты заряда к глубине выемки = 0,8;

- плотность заряжения = 0,98 ;

m_с – коэффициент сближения зарядов.

Коэффициент сближения зарядов определим по формуле

; (5.7)

где f – коэффициент крепости пород = 10.

;

.

Рассчитывается длина забойки. Длина забойки влияет на степень дробления породы. С уменьшением длины забойки степень дробления повышается. Но при этом снижается масса заряда, что приводит к необходимости сгущения сетки скважин. Следует принимать оптимальную длину забойки

. (5.8)

м.

Уточняется глубина перебура по формуле

. (5.9)

м.

Окончательно устанавливаем длину скважины:

L = 4.5+1.4 = 5.9 м.

5.1.6 Расчет сетки зарядов

Методика расчета зарядов на задание рыхления в выемках заключается в определении сетки расположения зарядов. По этой методике повышение степени дробления может быть достигнуто без существенного увеличения расходов ВВ – за счет сближения зарядов и выбора рационального диаметра скважин.

К главным расчетным параметрам взрыва с этой точки зрения относятся расстояние - между зарядами в ряду и - между рядами зарядов при условно принимаемой квадратной сетки их расположения.

В соответствии с техническими правилами рекомендуются параметры и рассчитывать с учетом объёмной «нагрузки» ВВ:

. (5.10)

м.

Длину заряда определим по формуле

. (5.11)

м.

Между рядами зарядов принимается расстояние:

. (5.12)

м.

Таким образом, в поперечнике выемки размещается число рядов основных зарядов:

; (5.13)

где В – ширина выемки в уровне подошвы взрываемого слоя.

Для первого яруса: ;

Для второго яруса: .

В выемках глубиной более 4 м необходимо, кроме основных зарядов, закладывать откосные заряды. Диаметр скважин для откосных зарядов принимают меньше диаметра основных зарядов и не более 112 мм.

Рисунок 5.3 Схема расположения зарядов на поперечном сечении выемки

Определим общее количество основных зарядов по формуле

. (5.14)

для первого яруса: ;

для второго яруса: ;